神州煤业初采前深孔预裂爆破顶板弱化技术研究

张峥嵘

(吕梁职业技术学院，山西 吕梁 033000)

坚硬顶板在开采过程中容易形成大面积悬顶，给工作面安全生产带来隐患[1-3]。为保证工作面安全生产，必须处理顶板岩体，以减小顶板悬露面积，防止或减弱大面积顶板来压。国内外针对爆破弱化坚硬顶板的方法已开展了大量研究，主要的顶板处理方式有爆破弱化、水力致裂和静态预裂等。爆破弱化主要有循环式浅孔放顶、步距式深孔爆破、地面深孔放顶和超前深孔预裂爆破4种方法。循环式浅孔放顶通过爆破破坏顶板完整性，形成矸石层，以缓和顶板垮落的冲击力，但此方法对生产造成的影响比较严重[4-5]；
步距式深孔爆破在顶板周期来压前切断顶板，以避免顶板大面积冒落[6-7]；
地面深孔放顶通过从地面在采空区后方钻孔爆破以切断坚硬顶板，避免大面积冒落[8-9]；
超前深孔预裂松动爆破通过超前钻孔爆破，预先破坏顶板性质，使其破碎，有效减小顶板冒落面积[10-12]。

上述爆破弱化坚硬顶板理论已较为成熟，但现有研究成果中，针对工作面初采期间顶板垮落规律的研究尚有欠缺且应用较少。在此以神州煤业8102工作面为背景，结合深孔预裂爆破基本理论，针对初采前切眼顶板深孔预裂爆破开展研究，进行了合理的方案设计，并对该工作面初采期间坚硬厚层顶板垮落形态的变化规律做了深入探讨。

1.1 工作面布置及顶底板情况

神州煤业下组煤8102工作面划属第一采区，属于下组煤首采工作面，煤层平均厚度为1.33 m，工作面开切眼宽度为212 m。该工作面采用一次采全高综采采煤工艺，采空区顶板管理方法为全部垮落法。下组煤 8102 工作面布置及井下位置，如图 1 所示。

8#煤层位于太原组碎屑岩含煤段顶部，上距6#煤层20.60～37.07 m，平均28.70 m;埋深232.53～442.10 m，井田东部边界附近较浅，一般小于250 m，中部300 m左右。顶板为L1灰岩，底部为泥岩、细粒砂岩、炭质泥岩。根据神州煤业8102工作面开切眼附近的补5钻孔综合柱状图(图2)可知，8#煤层顶板从下至上依次为厚度4.8 m的石灰岩，0.9 m的泥岩，6.8 m的中粒砂岩，3.2 m的细粒砂岩，5.7 m的石灰岩，预计沿开切眼走向各岩层的厚度变化不大。

图2 8#煤层及其顶底板柱状

神州煤业进入下组煤开采后，将面临不同的煤层赋存特征和围岩条件，且8102工作面为下组煤的首采工作面，工作面顶板垮落特征与矿压规律不明确，8#煤老顶石灰岩致密坚硬，节理裂隙不发育，整体性较好，初采可能形成大面积悬顶、不易垮落、初次垮落步距大等顶板问题。因此，在采前弱化8102工作面开切眼顶板，进行初采前预裂，通过深孔预裂爆破，预先破坏顶板完整性,减小悬露面积,缩小初次垮落步距,防止或减弱大面积来压隐患，对防治工作面上、下隅角瓦斯超限以及防止初采期间顶板大面积垮落时工作面瓦斯超限都有积极的现实意义。

1.2 工作面地质及水文地质情况

根据井田内地表揭露及4#煤层采掘过程中揭露的地质情况发现，井田内褶曲宽缓，断裂、陷落柱虽较发育，但断层落差基本较小，对煤层的开采影响并不大，井田内也未发现岩浆岩活动。神州煤业井田地质构造复杂程度属于简单类型，预计在8102工作面采掘过程中不会遇到断层和陷落柱。8102工作面地面水补给主要是大气降水及地表水的渗入，工作面的直接充水含水层是太原组的三层石灰岩含水层，平均厚度23 m，含水层连续性差，厚度稳定，裂隙较发育，富水性弱。离石-中阳向斜贯穿整个井田，在其他工作面的采掘过程中，未发现该向斜有导水现象。8102工作面开切眼上方有4#煤层采空区，其与8#煤层的平均间距为60 m，井田内褶皱宽缓，断裂、陷落柱虽较发育，但4#煤层揭露断层落差基本较小，8#煤层地质条件同4#煤层相近，所以，4#煤层与8#煤层揭露的断层不会导通4#煤层采空积水。4#煤层采空积水对巷道掘进基本没有影响，但对工作面回采可能存在影响，因此在8102工作面初采顶板前，必须探明开切眼上方4#煤层采空区的积水情况并采取抽放措施，确保上方4#煤层采空区无积水、能够安全开采后方可实施预裂工作。

1.3 工作面巷道布置及支护

8102工作面运输顺槽、回风顺槽、开切眼的断面和支护形式如图3所示。

(a)运输顺槽

1)运输顺槽、回风顺槽。8102工作面运输顺槽正常断面尺寸为4.65 m×2.60 m，回风顺槽断面尺寸为4.3 m×2.6 m，支护形式规格为：顶锚杆规格φ20 mm×2 000 mm，间排距1 000 mm×1 000 mm；
锚索规格φ17.8 mm×6 000 mm，间排距2 000 mm×3 000 mm，采用2-1-2布置；
顶锚杆使用8 mm×150 mm×150 mm的铁托盘，锚索使用16 mm×250 mm×250 mm的铁托盘；
帮锚杆规格为φ18 mm×2 000 mm，间排距900 mm×1 000 mm，帮锚杆使用3 mm×250 mm×300 mm的W型托盘；
支护时顶板加W型钢带，钢带规格为3 mm×100 mm×4 200 mm，钢带孔距为1 000 mm，两帮挂金属网，金属网规格为φ4 mm×1 100 mm×2 200 mm。

2)开切眼。8102工作面切眼断面尺寸为6.0 m×2.4 m，支护形式规格为顶锚杆规格φ20 mm×2 000 mm，间排距900 mm×900 mm；
锚索规格φ17.8 mm×6 000 mm，间排距1 800 mm×1 800 mm，采用3-2-3布置；
顶锚杆使用8 mm×150 mm×150 mm铁托盘，锚索使用16 mm×250 mm×250 mm 铁托盘；
帮锚杆规格为φ18 mm× 2 000 mm，间排距900 mm×900 mm，帮锚杆使用3 mm×250 mm×300 mm的W型托盘；
支护时顶板加W型钢带，钢带规格为3 mm×100 mm×5 600 mm，钢带孔距为900 mm，两帮挂金属网，金属网规格为φ4 mm×1 000 mm×2 200 mm。

2.1 爆炸破坏机理

预裂爆破通过爆炸破坏坚硬顶板的完整性。炸药爆破时，煤岩体受到高压冲击，药包周围部分煤岩体受到强烈压缩，温度会大于3 000℃导致熔融，这部分岩体呈塑性流态形成空腔。爆炸能量随冲击波向四周传播，爆炸气体压力和温度快速下降，导致其周围岩体应力状态解除，引起岩体发生向心运动，将熔融状岩体粉碎成细微颗粒，形成粉碎区[13]。当冲击波继续传播，进入圈外时，岩体受到强烈的径向压缩而产生径向运动，造成径向裂缝和环向拉应力场，并与粉碎区贯通形成破裂区，如图4所示。

图4 炮孔爆破后各区分布

2.2 条形(柱状)药包爆破作用区域分析

波动力学分析表明，随着冲击波的传播，爆炸能量、气体压力和温度急剧下降，周围岩体应力状态迅速解除，粉碎区岩体消耗了大部分能量，导致冲击波衰减很快。冲击波的强烈压缩导致粉碎区内的岩体极度粉碎，可以假设在冲击载荷作用下的岩体介质为不可压缩的理想流体，采用理想流体介质模型，如果采用柱状药包不耦合装药，且不耦合系数较小时，相应的粉碎区半径Rc为[14]：

(1)

工程中，岩体的破坏取决于岩体的性质和受力状况。岩体呈拉压混合的三向应力状态，而岩体抗拉强度明显低于抗压强度，导致爆破中的压碎区是岩体受压缩造成的，而裂隙区则是受拉破坏造成的。

岩体中任一点的应力强度可按下式计算：

(2)

粉碎区与破裂区的分界面上，由式(2)变形为：

(3)

式中：σt为抗拉强度，MPa；
σr为分界面上的径向应力，MPa；
Rc为粉碎区半径，m。

根据强度准则，可得破裂区半径Rp的计算公式：

(4)

由式(3)和式(4)可得不耦合装药条件下的破裂区半径计算公式：

(5)

将神州煤业8#煤层顶板岩层的物理力学参数和3号乳化炸药参数(炸药的密度1 194.265 kg/m3，炸药爆速2 800 m/s，不耦合系数1.25)代入到上述公式中，通过计算可得破碎区半径约为0.6 m，裂隙区半径约为3.0 m。

2.3 顶板处理高度分析

根据矿山压力与岩层控制[15]的相关理论，结合神州煤业8#煤层地质资料，可判断顶板岩层中4.8 m厚的石灰岩为主关键层(老顶)，控制着自身及上覆岩层的变形与移动。但结合图2可知，8102工作面老顶之上还存在厚度较大的中粒砂岩和细粒砂岩。根据已有的成功经验，顶板预裂时老顶之上的中粒砂岩层和细粒砂岩层的完整性也应适当破坏，故预裂垂直方向需深入到更上方的细粒砂岩层。根据经验公式预估，顶板裂隙带一般应为12～20倍采高，才可保证顶板矿压有效释放。因此预裂高度至少为12倍采高，结合钻孔柱状图，综合确定8102工作面开切眼顶板深孔预裂处理的垂直高度为15.7 m，即预裂范围从下至上依次为厚度4.8 m的石灰岩，0.9 m的泥岩，6.8 m的中粒砂岩，3.2 m的细粒砂岩。

3.1 预裂爆破方案

8102工作面开切眼顶板预裂炮孔布置如图5所示。开切眼内共施工预裂炮孔24个，施工炮眼总长753.6 m，装药总长度432 m，炸药用量1 296 kg，封泥长度133.2 m。炮孔仰角(30±2)°，沿开切眼轴向布置，在炮孔距开切眼外帮1.0～1.5 m处的顶板打设。放炮使用BF-200型起爆器，分组装药、分次爆破。一茬炮联线采用“局部并联，总体串联”的方式进行，每次起爆一组炮孔，起爆顺序从回风顺槽向胶带运输顺槽方向：1-24号钻孔依次分6组进行，每组布置4个钻孔，其中3个钻孔为装填炸药的爆破孔，1个为备用孔。

图5 8102工作面开切眼顶板预裂炮孔布置图

3.2 工作面矿压显现规律

3.2.1液压支架载荷变化规律

在初采前爆破预裂前后，收集并记录得到8102工作面液压支架载荷数据，绘制爆破前后液压支架载荷对比曲线，如图6所示。由图可知，放炮后，该工作面92%的液压支架载荷值均有不同幅度的升高，且液压支架载荷值增幅较大，最大升高值为7.8 MPa，支架载荷的增大说明了超前深孔预裂爆破有效地破坏了开切眼上方顶板岩层的完整性，从而导致支架载荷增大。8102工作面回采开始后，工作面推进距离及采空区顶板垮落现场情况表明：工作面回采推进8 m时，第1#-93#支架后方顶板开始垮落；
工作面回采推进14.4 m时，除机尾的7架液压支架后方顶板未垮落外，工作面后方其余范围的顶板已全部垮落；
工作面回采推进25 m时，除机尾的2架液压支架后方顶板未垮落外，工作面后方其余范围顶板已全部垮落。因此，根据上述顶板垮落情况，判断达到了初采前深孔预裂爆破处理坚硬顶板的目的。

图6 初采前爆破前后液压支架载荷对比曲线图

3.2.2工作面顶板垮落规律

由初采期收集的工作面液压支架载荷数据，绘制8102工作面初采期间矿压曲面图，如图7所示。其中，横坐标为工作面支架编号，纵坐标为工作面推进距离。由图7分析可知，当工作面推进距离达到8 m时，工作面两端距机头、机尾40 m处的位置向中部35 m范围内顶板开始来压，即60#-90#液压支架数据增大，支架压力在22～41 MPa之间。由于8102工作面为首采工作面，因此回采过程中机头和机尾部位上方的顶板不易垮落。结合现场可知8102工作面回采推进约8 m时，60#-90#支架范围的采空区顶板垮落，当工作面机头位置推进至18 m，机尾位置推进14 m，除机尾约20 m范围外，采空区顶板全部垮落。

图7 8102 综采工作面初采期间矿压曲面图

3.2.3工作面矿压显现分布规律

收集8102工作面正常回采阶段(2021年7月)的液压支架载荷数据与工作面推进度情况，绘制得到如图8所示的工作面液压支架矿压显现三维分布图及曲面图。根据图8可知，8102工作面初次来压步距在8～15 m之间，初次来压时整面支架工作阻力在12～24 MPa之间，上部支架的工作阻力在12～22 MPa之间，中部支架的工作阻力在17～24 MPa之间，下部支架的工作阻力在15～23 MPa之间。由此可见,工作面中部液压支架的压力略大于上下部液压支架的压力，同时也进一步说明工作面两端的垮落程度低于工作面中部。因此8102工作面初次来压步距在8～15 m之间。结合工作面推进度得出，8102工作面正常回采阶段的周期来压步距为40.8 m，与现场日常生产过程中的宏观判断(35 m左右)相近。根据上述顶板垮落情况和工作面初次来压步距可知，初采前深孔预裂爆破达到了处理坚硬顶板的目的。

(a)2021年7月液压支架载荷数据三维分布图

结合深孔预裂爆破基本理论，对神州煤业8102工作面初采前切眼顶板深孔预裂爆破进行了分析，合理确定其爆破破碎区半径约为0.6 m，裂隙区半径约为3.0 m，深孔预裂处理的垂直高度为15.7 m，并进行了预裂爆破方案设计和炮孔布置。通过理论分析和现场实验可知，8102工作面开切眼顶板在实施深孔预裂爆破后，工作面92%的液压支架载荷显著升高，最大升高值为7.8 MPa；
初次来压时整面支架工作阻力在12～24 MPa之间，8102工作面推进约8 m时，工作面中部顶板开始垮落，在推进至18 m时，机头、机尾处顶板基本全部垮落；
老顶初次来压步距均保持在8～15 m，正常回采阶段的周期来压步距为40.8 m。由此可见，初采前深孔预裂爆破达到了预先弱化坚硬厚层老顶的目的，工作面初采前顶板预裂可以保证该工作面初采期间的安全生产。